Выбор метода оптимизации параметров и развития горных работ в карьере при разработке крутопадающих и наклонных месторождений Текст научной статьи по специальности «Энергетика и рациональное природопользование»

© Г.М. Еремин, 2012

УДК 622.271 Г.М. Еремин

ВЫБОР МЕТОДА ОПТИМИЗАЦИИ ПАРАМЕТРОВ И РАЗВИТИЯ ГОРНЫХ РАБОТ В КАРЬЕРЕ ПРИ РАЗРАБОТКЕ КРУТОПАДАЮЩИХ И НАКЛОННЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ

Приведена экономико-технологическая модель, позволяющая выполнить оптимизацию основных процессов в глубоком карьере и показывающая значение и роль конвейерного транспорта для удешевления процессов. Результаты исследований свидетельствуют о том, что самым дешёвым и эффективным в глубоких карьерах является поточный вид транспорта на основе применения крутонаклонных и вертикальных конвейеров с прижимной лентой и трубчатых.

Ключевые слова: угольные разрезы, глубокие карьеры, борта с крутыми откосами, поточный вид транспорта.

Отечественными учёными и исследователями ещё в 50—60 гг. прошлого века разработаны основные принципы и методология проектирования и разработки месторождений открытым и подземным способами. Среди них следует назвать таких выдающихся деятелей и организаторов научных школ и направлений и строительства крупных горно-обогатительных объёктов как академики Н.В. Мельников, В. В. Ржевский и профессора А.И. Арсентьев, Е.Ф. Шешко, П.И. Городецкий, Б. П. Боголюбов, в более поздние годы академик К.Н. Трубецкой, чл.-корр. РАН В.Л Яковлев, профессор К.Е. Винницкий, и др. — открытые горные работы. Среди организаторов и крупных деятелей, внесших значительный вклад в развитие подземного способа разработки месторождений полезных ископаемых и теории проектирования подземных сооружений следует отметить академика М.И. Агошкова, Д.Р. Каплунова, В.Р. Име-натова, Л.Е. Зубрилова и др.

Научные теории и методы, разработанные ими положены в основу

развития промышленной инфраструктуры всех добывающих отраслей промышленности, начиная с угольной, строительной и горнорудной (металлургической) и химической.

В 50—70 гг. прошлого века были построены крупные угольные разрезы, шахты горно-обогатительные комбинаты по добыче и переработке почти всех полезных ископаемых, открытых на территории бывшего Союза СР (СССР).

Разработанные в эти годы теоретические положения о производственной мощности горных предприятий, классификации систем разработки месторождений позволили обосновать экономичные и эффективные способы перемещения породы в отвалы, на угольных разрезах — в выработанное пространство.

Классическое определение режима горных работ и производительности карьера приведено в работах академика В.В. Ржевского и проф. А.И. Арсентьева. В работах академика Н.В. Мельникова и других учёных и исследователей приведено определение

мощности карьеров, очередей (этапов) разработки крупных месторождений: угольных, железоруднык, апатитовык, что позволило оптимизировать ресурсы и средства применительно к каждому этапу (очереди) работы карьеров и вместе с тем в течение продолжительного срока эксплуатации некоторый месторождений (рис. 1). Так, для апатитового карьера рудника Центральный (ОАО «Апатит») быгло определено до 6 очередей, в пределах этого определены очереди для Оленегорского месторождения железнык руд и даже больше для Ковдорского суперглубокого карьера комплексный железнык руд.

а

Рис. 1. Схема разработки крутопадающих рудных тел без выделения этапов работ (а) и наклонных рудных тел очередями (б) и изменение себестоимости и удельных капвложений при этом (в): а, б: 1 —рудное тело, 2 — откосы; I, II, III— очереди; в: 1, 2 — соответственно изменение себестоимости Ср и удельнык капвложений К при разработке месторождения очередями

В современный период получили теории, связанные с разработкой мощных магматических месторождений (железорудных, апатитовых, алмазосодержащих, золоторудных), когда оказалось, что в глубоких зонах породы массивов достаточно устойчивы и можно отстраивать более крутые откосы, чем предполагалось ранее (исключая угольные месторождения с сильнотрещиноватыми породами).

Для глубоких карьеров понадобилось разработать ряд новых положений, связанных с ведением горных работ в глубоких зонах и обоснованием и выбором нового вида транспорта руды и вскрыши на участках бортов с крутыми откосами.

В последние годы некоторыми исследователями предлагается ведение разработки крутозалегающих рудных тел в виде алмазных трубок без разделения на этапы [1].

При этом борта карьера как со стороны лежачего, так и висячего боков залежи разносят по мере углубления горных работ. Возможность реализации данного метода обоснована работами института ВНИМИ при создании способов управления крутонаклонными бортами и уступами, достигающих 90°, при этом обнажаемые новые слои пород в откосах бортов позволяют поддерживать устойчивость откосов в целом и повысить крутизну бортов до 50—60°. Подобные методы ведения горных работ в карьерах имеют место и на ряде зарубежных карьеров (США, Канада и др).

Следует отметить, что достигнутые результаты по созданию крутых откосов бортов в карьерах, разрабатывающих месторождения с массивами пород менее прочных, например, чем в изверженных скальных массивах (Кривой Рог, Ковдор, Кируна и др.) относятся к крупным достижениям отечественной науки и практики гор-

ных работ на карьерах и позволяют вести исследования в этом направлении и при разработке месторождений других типов, особенно золоторудных и урановых.

Вызывают интерес предложения по учёту при планировании горных работ в карьерах разработок работников института Гипроруда и Горного института (Санкт-Петербург), связанных с оптимизацией режима горных работ в карьере, в частности для снижения текущих коэффициентов вскрыши группы временно нерабочих участков [2, 3]. Главное достоинство и необходимость учёта на практике предполагаемых разработок является то, что как временные участки бортов (целики), так и рабочие площадки по их разносу в рабочем борту готовятся одновременно и это позволяет исключить трудности, связанные с применением ВНБ на карьерах. В результате достигается повышение угла наклона рабочего борта и, следовательно, снижение текущего коэффициента вскрыши.

На примере крутопадающего рудного тела показана возможность регулирования выемки пустых пород для стабилизации производительности карьера по вскрыше применением рабочих и нерабочих участков рабочего борта карьера. При этом требуется опережающее выполнение части объёмов вскрыши, часто относимых на заключительный этап эксплуатации карьера. Действительно, при разработке ряда месторождений на Кольском полуострове, выполненных под руководством профессора доктора технических наук А.И. Арсентьева обоснована необходимость стабилизации производительности карьеров по вскрыше, однако это имело место для определённого периода работы карьера [4].

При разработке месторождения на других этапах или очередях производительность карьера по руде и вскрыше часто изменяется, что объяс-

няется влиянием ряда горногеологических, горнотехнических и экономических факторов.

В условиях рыночной экономики работа карьера с минимальной себестоимостью добычи 1 т руды является необходимой для получения большей прибыли, и поэтому целесообразно постепенно наращивать производительность карьера по вскрыше, выделяя начальный, основной и заключительный периоды работы карьера со своими эксплуатационными коэффициентами вскрыши, которые устанавливаются построением графика V = ф(Р) (рис. 2).

Поэтому в основной период работы карьера перед заключительным он может в течение 7—10 лет работать с максимальной производительностью по вскрыше, учитывая период затухания работ в карьере и амортизацию оставшейся стоимости оборудования и техники.

В настоящее время часто при обосновании глубины карьера особенно при вводе в разработку новых месторождений менее крупных, чем действующие, используют сравнение величин граничного и контурных коэффициентов вскрыши и их приравнивают. Однако, в связи с тем, что строгое определение граничного коэффициента вскрыши требует полного учёта всех затрат на добычу 1 т руды в себестоимости концентрата (готовой продукции), и эти затраты регламентированы, а при определении допустимой себестоимости добычи руды доля затрат на вскрышные работы постепенно снижается (приближение к контуру карьера в его донной части) и следует резкое увеличение транспортной составляющей (в глубоком карьере присутствует неопределенность выбора типа транспорта с глубиной), и поэтому допустимая себестоимость добычи руды и граничный коэффициент вскрыши могут

быть определены только на короткий промежуток времени (10—15 лет) и то не точно, не учитывая спроса на сырьё, истощения запасов, ценности сырья (металла) и др. В условиях, когда эксплуатация месторождения длится 30—40 лет и более величина граничного коэффициента вскрыши не только снижается, но и может повышаться.

Применяя контурный коэффициент вскрыши, часто некоторые исследователи не учитывают и строго не определяют затраты на разработку вскрышных пород в прирезаемых полосах со стороны лежачего и висячего боков залежи и стоимости 1 т руды в придонной зоне карьера, хотя она выше допустимой себестоимости добычи руды (при первоначальном определении границ карьера) и учитывают лишь соотношение объёмов вскрыши и руды, что вносит некоторую неопределённость в полученных результатах. Поэтому в расчётах нет конкретных величин глубины карьера, а есть лишь некоторые варианты.

Для сравнения было выполнено определение глубины карьера при использовании величины граничного коэффициента вскрыши Кгр по формуле профессоров Б.П. Боголюбова

и П.И. Покровского

х т

Н =-ЕЕ-

^а + ^у

Рис. 2. Схема разработки крутопадающего рудного тела применением участков ВНБ (а), развития производительности карьера по породе и график V = ф (Р) для выделения этапов работ (в): б: 1, 2 — соответственно развитие производительности карьера по породе без стабилизации и при её стабилизации; 3, 4 — предлагаемым способом на двух этапах работ (на начальном и основном); в: график V = ф (Р) — П1, п2, п3 — эксплуатационные коэффициенты вскрыши на трёх этапах работ

где т — мощность рудного тела, м; а, у — углы борта карьера со стороны лежачего и висячего боков залежи, град.

И определено соотношение прирезаемых объёмов вскрышных пород и руды в дне карьера.

Для упрощения расчётов было принято а = в = 45°.

Из графика на рис. 3 следует, что для обоих коэффициентов (граничного и контурного) свои особенности изменения их величин с глубиной карьера.

По данным исследования, глубина карьера в значительной степени зависит от граничного коэффициента вскрыши, а последний, в свою очередь — от ценности извлекаемого полезного компонента (ов). Известно,

что глубина карьеров алмазных трубок может быть около 1 км также как и золоторудного. Такую же глубину будет иметь Ковдорский карьер комплексных железных руд, обеспечивающий выпуск 3-х ценных концентратов.

А использование контурного коэффициента вскрыши при определении глубины глубокого карьера является проблематичным (по смыслу), поскольку прирезку руды на высоту уступа можно осуществить в прочных породах прирезкой крутых слоёв породы вблизи дна карьера, что искажает истинный смысл и назначение данного коэффициента.

ничный коэффициент вскрыши; Сд

Сп

— соответственно допустимая себестоимость руды и в прирезаемом слое руды; т

— мощность рудного тела

Установлены зависимости себестоимости добычи и вскрыши от объёма производства в виде:

Себестоимость добычи 1 т руды Ср

Ср = 0,232 + 23516

(2)

Себестоимость выемки вскрыши Св

Св = 0, 477 + ^

0,792

(3)

Рис. 3. Схема к определению величины контурного коэффициента вскрыши (а) и его изменения с глубиной карьера (б) и в глубоких карьерах (в):

ДУь ДУ2 и АР — соответственно объёмы прирезаемой толщи пород со стороны лежачего и висячего боков залежи и дополнительного количества руды; Кг — гра-

Для условий рудника Центральный ОАО «Апатит» она выглядит в виде [4]:

0 792 3

Св = 0, 477 + 0792 , руб-/м3, (4)

где Аг — производственная мощность по горной массе, млн. м3; V — производительность карьера по вскрыше, млн. м3.

Производственная мощность карьера полностью зависит от размеров рудного тела, глубины его залегания и мощности толщи пород.

По данным профессора М.Г. Новожилова установлено, что производительность карьера по горной массе — Аг в основном зависит от длины — Ь, ширины — В и предельной глубины карьера — И. С помощью метода множественной корреляции между показателями установлена зависимость:

Аг = 7,7! + 6,6В + + 0,062Н - 11,7, млн т/год.

(5)

Исследованиями установлено, что стоимость транспортирования горной массы с понижением горных работ на каждые 100 м возрастает в 1,2 раза, а капитальные затраты повышаются на 11 %.

Эксплуатационные затраты в значительной степени зависят от выбора способов транспортирования руды и вскрыши на поверхность и, следовательно, от капвложений в систему транспортирования горной массы в карьере.

При выполнении укрупнённых расчётов и оценки затрат на карьере определение себестоимости добычи 1 т руды Ср и величины капвложений К целесообразно использовать эмпирические зависимости, хорошо согласующиеся с данными института Ги-проруда для карьеров ОАО «Апатит» (Коашвинский, Ньоркпахкский, Пар-томчорр, Центральный в ценах до 1987 г.). Эти зависимости в логарифмических координатах носят линейный характер и могут быть аппроксимированы формулами вида (рис. 4)

Э = А - ВК - САр + ДАп + ЕТЬ,

(9)

с- С

Р а

к

к у - А

к - к ку- А"

(6)

(7)

(8)

где А — параметр (постоянное число); Ар, Ап — соответственно производительность карьера по руде и вскрыше; Ь — дальность транспортирования руды и вскрыши; В, С, Д Ет — коэффициенты.

Значительного снижения эксплуатационных затрат можно добиться только выбором наиболее эффективного вида транспорта горной массы с глубиной карьера.

Применительно к глубоким карьерам — Ковдорскому ОАО «Ковдорский ГОК» и Коашвинскому ОАО «Апатит» проведено изучение и анализ затрат по руде и вскрыше при применении комбинированного транспорта (автомобильного и конвейерного) на первом и только автомобильного на втором.

где Ср, Ку, К — соответственно себестоимость добычи 1 т руды, удельные капвложения и величина капвложения на карьерах; С, к, К — постоянные; А — параметр, выражающий соотношение величины производительности карьера по руде и горной мас-

10 А

се, умноженной на 10, А ---; х, у,

А

г — показатели степени.

По данным анализа С = 10; к = 34; К = 260; х = 1,3; у = 1,15; г = 1,15.

При выборе модели влияния капитальных затрат — К на эксплуатационные - Э некоторые исследователи предлагают использовать эмпирические зависимости в виде:

Рис. 4. Изменение себестоимости добычи 1 т руды Ср (1), удельных капвложений ку (2) и величины капитальных вложений К (3) от соотношения производительности карьера по руде и

по горной массе

10Ар

А

: 1, 2, 3 — соот-

ветственно изменение себестоимости 1 т руды, удельных капвложений и величины капвложений

При этом учтено, что любые капвложения приводят в общем случае к возрастанию затрат.

Модель для анализа затрат принята в виде:

Эа = Ак + СЛР + ЛАП + ЕТЬ, (10)

где Ак — постоянная, зависит от величины капвложений на новом этапе работ.

По данной модели увеличение общей величины капвложений — К приводит к уменьшению коэффициентов С, Д Ет.

Изменение коэффициентов от величины капвложений — К носит криволинейный характер, а зависимость Ет от дальности транспортирования L прямолинейна.

В процессе изучения изменения величины параметра Ак, учитывающей степень и глубину влияния выбранного вида транспорта на снижение затрат, установлена прямолинейная зависимость (в логарифмических координатах) от соотношения общих кап-затрат на комбинированный транспорт к капзатратам при автомобильном транспорте.

Эта эмпирическая зависимость может быть описана формулой вида:

А

Ак —-X

к АК 1

(11)

ХК

где А — постоянная; АК — - —

Ка

соотношение общих капвложений на конвейерный и автомобильный транспорт и только на автомобильный; х1 — показатель степени.

При учёте фактических затрат на основные процессы (добыча руды, выемка вскрыши и их транспортирование) на рудниках и себестоимости добычи 1 т руды на Ковдорском карьере 128 руб. (2003 г.) и Коаш-

винском карьере — 205 руб. (2006 г.). Составляющие затрат при определении расчётной себестоимости по карьерам составили:

Ковдорский карьер СР — 20 + + 1,3x16 + 2,2x20 + 12x3,5 —

— 126,8 руб.

Коашвинский карьер СР — 30 + + 1,3x8 + 2,2x22 + 20x5,3 —

— 201,2 руб.

Величины показателей Ак (20 и 30) определены по вышеприведенной формуле, 16 и 8, 20, 22 — соответственно производительности карьеров по руде и вскрыше, 3,5 и 5,3 — расстояние транспортирования руды и вскрыши км, 1,3; 2,2; и 12, 20 — значение коэффициентов С, Д и Ет.

Приведенная экономико-технологическая модель позволяет выполнить оптимизацию основных процессов в глубоком карьере и показать значение и роль конвейерного транспорта для удешевления процессов.

Результаты исследований свидетельствуют о том, что самым дешёвым и эффективным в глубоких карьерах является поточный вид транспорта на основе применения крутонаклонных и вертикальных конвейеров с прижимной лентой и трубчатых. Своевременное налаживание промышленной базы для их изготовления позволило бы существенным образом сократить затраты на доставку руды из карьеров, величина которых может составить десятки и сотни миллиардов рублей народнохозяйственных средств.

Следует отметить, что повышение эффективности по созданию и поддержанию в устойчивом состоянии (особенно с учётом временного фактора — выветривания пород и разрушения берм) можно достичь повышением высоты заоткашиваемых уступов (до строенных и счетверённых). Это

позволит увеличить ширину берм до 14—15 м, а в некоторых случаях их укрепить, и в целом резко снизить их количество. По такому пути пошли руководители ряда отечественных фирм (алмазодобывающие) и зарубежные (урановый рудник в Намибии и др.). Применение при отстройке супервысоких бортов в Ковдорском карьере вместо 30-метровых 45—60 метровых в 2 раза уменьшит их число, повысит безопасность их эксплуатации (особенно при вертикальных откосах, подрезающих их «козырёк» берм и со временем разрушающих бермы).

В заключении следует отметить:

1. Проектные организации и фирмы, эксплуатирующие месторождения, как в качестве экспериментов, так и на практике широко используют методы направленные на снижение текущих коэффициентов вскрыши применением временных целиков и участков нерабочих бортов (ВНБ) и затем своевременным их разносом.

2. При разработке крутопадающих и наклонных мощных месторождений целесообразно использовать прове-

1. Яковлев В.Л. Принципы перехода на безэтапную отработку глубоких алмазодобывающих карьеров Якутии. Горный журнал. 1996. № 7—8.

2. Рубинштейн С. Б., Линев В. П., Трифонов Ю.В., Шпанский О.В. Оптимизация границ карьеров при разработке крутопадающих месторождений. Горный журнал. 2005. № 5.

ренные на практике в различных условиях методы, связанные с выделением этапов (очередей) эксплуатации с минимальными и оптимальными эксплуатационными коэффициентами вскрыши, что снижает в общем как капитальные, так и эксплуатационные затраты на разработку месторождений.

3. Следует детально определять граничный коэффициент вскрыши с учётом глубины карьера, продолжительности эксплуатации месторождения (особенно при 7=30—40 лет) с учётом истощения запасов на многих месторождениях и комплексности, ценности сырья.

4. Приоритетным направлением повышения эффективности разработки рудных месторождений глубокими карьерами является применение бортов с дифференцированными углами откосов до вертикальных при доработке и применения крутонаклонных и вертикальных конвейеров разработанной конструкции, что снизит на сотни миллионов кубов вскрыши от разноса бортов по сравнению с другими видами транспорта.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

3. Линев В.П., Рубинштейн С.Б., Хо-лодняков Г.А. Регулирование текущего коэффициента вскрыши углом наклона рабочих бортов карьера. Горный журнал. 2001. № 5.

4. Арсентьев А.И., Бондарь А.П., Грачёв Ф.Г., Ешенко А.А., Оводенко Б.К. Система разработки поперечными заходка-ми без разрезных траншей. - Л.: Наука Л.О. 1969. 165 с. ЕШ

КОРОТКО ОБ АВТОРЕ -

Ерёмин Г.М. — научный сотрудник, Учреждение Российской академии наук Горный институт Кольского научного центра РАН, [email protected]